Рис. П.2.3. Варианты схем проветривания выемочных участков

Рис. П.2.3. Варианты схем проветривания выемочных участков (1 тип)
поля при этажной подготовке (без разделения этажа на подэтажи) .
П. Схемы проветривания панели со встречным движением струй по наклонным выработкам.
Эти схемы характерны для панелей, подготовленных уклонами, в дальнейшем они называются уклонными.
Ко второй группе относятся также схемы проветривания уклонных полей при этажной
подготовке и системе разработки лава-этаж, а также схемы проветривания одиночных
пластов, закрытых наклонными стволами, при тех же условиях.
Рис. П.2.3. Варианты схем проветривания выемочных участков (2 и 3 тип)
Рис. П.2.4. Схемы проветривания вентиляционных участков: а — проветривание выемочных
участков по схеме 3-В-Н-пт с выдачей исходящей струи на фланговую выработку; б — то же
с выдачей исходящей струи на центральные выработки по опережающему штреку
Рис. П.2.5. Схемы проветривания вентиляционных участков: а — проветривание выемочных
участков по схеме 1-В-Н-в-вт; б — проветривание выемочных участков по схеме 1-М-Н-в-вт
III. Схемы проветривания выемочных полей, подготовленных столбами и отрабатываемых
лавами, движущимися по восстанию или падению.
IV. Схемы проветривания выемочных полей при этажной подготовке с разделением этажа на
подэтажи и отработкой на промежуточные бремсберги (скаты).
V,VI. Схемы проветривания выемочных полей на пластах, вскрытых этажными квершлагами
и отрабатываемых системой лава-этаж.
По одному характерному варианту каждой из шести групп схем проветривания
вентиляционных участков представлено на рис. П.2.2.
На рис. П. 2.3 приведены варианты схем проветривания выемочных участков и их
классификация.
Схемы проветривания вентиляционных участков определяются главным образом схемами
проветривания выемочных участков.
Рис. П.2.6. Схемы проветривания вентиляционных участков: а — проветривание выемочных
участков по схеме 3-В-Н-н-пт при полевой подготовке; б — проветривание выемочных
участков по схеме 3-В-Н-н-пт при подготовке выработок широким ходом
На рис. П.2.4-П.2.11 приведена увязка основных схем проветривания выемочных участков
при отработке пластов пологого и наклонного падения со схемами проветривания крыла,
панели (вентиляционного участка).
На рис. П.2.12-П.2.14 показаны схемы проветривания выемочных участков с обособленным
разбавлением вредностей на крутых пластах.
Подготовка выемочного поля (блока панели) может осуществляться как пластовыми, так и
полевыми выработками.
Рис. П.2.7. Схемы вентиляционных участков при полевой подготовке: а — проветривание
выемочных участков по схеме 3-В-Н-г-пт при отработке пласта столбами по падению; б —
то же по схеме 3-В-Н-г-пт при отработке столбами по восстанию
Рис. П.2.8. Схемы вентиляционных участков: а — проветривание выемочных участков по
схеме 3-В-З-г-пт; б — проветривание выемочных участков по схеме 3-В-Н-г-вт
Рис. П.2.9. Схема проветривания бремсберговой панели при столбовой системе разработки.
Условные обосначения на рис. П.2.9-П.2.11 — шлюзовое устройство;
— шлюзовое
устройство с регулятором;
— автоматизированное шлюзовое устройство с
регулятором; — вентиляционная перемычка;
— взрывоустойчивая перемычка;
—
взрывоустойчивая перемычка с регулятором: - гезенк-бункер с постоянно поддерживаемым
слоем
угля;
скважина;
рельсовый транспорт;
монорельсовый транспорт;
напочвенная дорога;
конвейерный транспорт;
- ВМП
Рис. П.2.10. Схема проветривания уклонной панели при столбовой системе разработки
Рис. П.2.11. Схема проветривания горизонта при отработке лав столбами по восстанию
Рис. П.2.12. Схема проветривания выемочных участков на крутом пласте при групповой
подготовке с обособленным разбавлением и удалением вредностей и выпуском исходящей
струи на вентиляционный горизонт по гезенку
Рис. П.2.13. Схема нисходящего проветривания группы очистных выработок на нижнем
этаже при восходящем проветривании другой группы очистных выработок на вышележащем
этаже
Рис. П.2.14. Схема проветривания выемочных участков с обособленным разбавлением и
удалением вредностей при групповой разработке крутых пластов и расположением забоев на
двух этажах
ПРИЛОЖЕНИЕ 3. Способы предупреждения и ликвидации слоевых и местных скоплений
метана в горных выработках средствами вентиляции
П.3.1. Предупреждение и ликвидация слоевых и местных скоплений метана в горных
выработках с помощью средств вентиляции осуществляются за счет общего или местного (у
источника газовыделения) увеличения скорости воздуха, а также отвода метана с помощью
специальных установок, допущенных Госнадзорохрантруда Украины для борьбы с
местными скоплениями метана.
Общее увеличение скорости воздуха достигается за счет увеличения расхода воздуха в
выработках, а местное — за счет установки в выработках дополнительных вентиляторов
местного проветривания, эжекторов, специальных установок для борьбы с местными
скоплениями метана, взвихривающих трубопроводов, перемычек, наклонных щитков и
других устройств.
П.3.2. Среднюю по сечению выработки скорость воздуха, необходимую для предупреждения
и ликвидации метановых слоев, образованных концентрированными источниками газовыделения из кровли выработок (выделение метана из отдельных трещин, шпуров или
скважин), в горизонтальных выработках следует определять по формуле
4
vлc= ( P √Ic) / S
(П.З.1)
где vлc — средняя по сечению выработки скорость воздуха,
необходимая для предупреждения, ликвидации слоевого скопления метана, м/с;
Р — периметр выработки, м;
P= kф √S;
(П.3.2)
kф — коэффициент, учитывающий форму поперечного сечения выработки; принимается для
выработок круглого сечения равным 3,54, сводчатого - 3,8 и трапециевидного — 4,16;
Iс — расход Метана из источника, образующего слой, м3/мин;
S— площадь поперечного сечения выработки в свету, м2.
П.3.3. Расход метана из источника, образующего слой, определяется по формуле
Ic = 0,01 Q(C2-C1),
(П.3.3)
где Q — расход воздуха в выработке у источника метановыделения, мЗ/мин;
C1, С2 — средние по сечению концентрации метана в выработке соответственно до и
после источника метановыделения по направлению движения вентиляционной струи, %.
Для правильного измерения С2 необходимо обеспечить перемешивание метана по
сечению выработки за источником метановыделения. Это достигается перекрытием нижней
части (примерно 4/5 высоты) выработки парусом на расстоянии 1 -2 м от источника.
Концентрацию метана C1 и расход воздуха следует измерять в 5 м перед источником, а С2 —
в 5 м за парусом по ходу вентиляционной струи.
П.3.4. При образовании слоевых скоплений за счет суфлярных выделений метана из почвы
или боковых стенок выработки необходимая для их ликвидации скорость воздуха
определяется по графику (таблице П.3.1) или формуле
vлc =k р.с.в Ic 0,86,
(П.3.4)
где kpce — коэффициент, учитывающий место расположения суфлярного выделения в
выработке; принимается равным 0,6 при суфлярных выделениях из почвы выработки и 1,2
при суфлярных выделениях из боковых стенок.
Таблица П.3.1
Значение скорости движения воздуха, необходимой для ликвидации слоевого скопления
метана
Значение Значение vлc, м/с при
Ic ,
источнике суфлярного
3
м /мин
выделения,
расположенного
в почве
в боковых
выработки стенах
выработки
0,2
0,3
0,15
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
0,55
0,77
1,00
1,20
1,40
0,27
039
0,50
0,60
0,70
1,4
1,6
1,8
1,60
1,80
2,0
0,80
0,90
1,00
П.3.5. Скорость воздуха, необходимую для ликвидации метановых слоев при повышенном
метановыделении из кровли на площади более 1 м2, следует определять по формуле
Vл.с = (2,26 Ic 0,5 р0,25 ) / (S 0,25 S 0,25 )
(П.3.5)
где SM — площадь, с которой выделяется метан, м2.
В тех случаях, когда невозможно определить площадь, которой выделяется метан,
необходимую скорость воздуха следует определять по формуле (П.3.1).
П.3.6. Скорость воздуха, необходимая для ликвидации скоплений метана у бутовых полос,
определяется по формуле
Vл.с = I уд / (0,06 + 0,3* I уд )
(П.3.6)
где I уд — расход метана с 1 м2 бутовой полосы в месте образования скопления, м3/мин;
I уд = ( Q2С2-QgС1) / 100 S6.п
(П.3.7)
Ql, Q2, C1, C2 — соответственно расходы воздуха (м3/мин) и концентрация метана перед
скоплением и за ним по ходу вентиляционной струи;
S6 n — площадь бутовой полосы, на которой наблюдается скопление метана, м2.
П.3.7. Перемычки рекомендуется применять при концентрированных источниках выделения
метана с расходом не более 0,5 м3/мин.
Их устанавливают перед источниками выделения метана расстоянии не более 3 м от них с
наклоном в cтopoну направления движения вентиляционной струи с тем, чтобы перекрыть
нижнюю часть сечения выработки и увеличить скорость воздуха под кровлей.
Площадь окна в верхней части выработки при установке перемычки определяется по
формуле
Soк = 0,8 Qs / vл c
(П.3.8)
где SOK — площадь окна в верхней части выработки, м2;
Qs— расход воздуха в месте установки перемычки, м3/мин;
vлс — скорость воздуха, необходимая для ликвидации слоевого скопления, м/с.
П.3.8. Наклонные щитки рекомендуется применять для ликвидации слоевого скопления
метана у кровли или бутовых полос, если скорость воздуха в центре выработки не меньше
расчетной, необходимой для размывания данного скопления, а расход метана из источника,
образующего скопление, не
превышает 1 м3/мин.
Щитки шириной 1 м устанавливаются на участке метановыделения на расстоянии 0,2-0,3 м
от кровли или стенки выработки (рис. П.3.1) под углом 45° к кровле. Расстояние между
щитками — около 3 м.
П.3.9. Слоевые скопления метана с помощью вентиляторов местного проветривания
(эжекторов) ликвидируются как при рассредоточенных, так и при концентрированных
источниках метановыделения. В этом случае воздух из трубопровода следует выпускать в
направлении движения вентиляционной струи. Если эта мера окажется недостаточной, что
может иметь место при рассредоточенных источниках с расходом газа более 1 м3/мин, в
верхней части выработки на участке выделения метана устанавливается продольная
перегородка, в пространство между продольной перегородкой и кровлей выработки вводится
вентиляционный трубопровод (рис. П.3.2).
Слоевые скопления, образовавшиеся в результате выделения метана на большой площади,
можно ликвидировать за счет выпуска струи воздуха через отверстия диаметром 2-4 см,
расположенные по длине специального вентиляционного трубопровода, подвешиваемого у
кровли выработки в месте образования скопления. Отверстия на трубопроводе следует рас-
Рис. П.3.1. Схема установки наклонных щитков у кровли выработки для ликвидации слоевых
скоплений метана
Рис. П.3.2. Схема размещения в выработке продольной перегородки и вентиляционного
трубопровода для ликвидации слоевых скоплений метана, образованных рассредоточенными
источниками с расходом газа более 1 м3/мин
полагать в два ряда в шахматном порядке на расстоянии 1 м от другого.
Если невозможно точно определить место источника метановыделения, слоевые скопления
метана можно ликвидировать с помощью циркуляционного возвратноточного проветривания, создаваемого эжектором, вентилятором местного проветривания с пневматическим
двигателем ( при условии применения вентиляторов, в которых исключена возможность
воспламенения метана при ударах вращающихся частей о корпус вентилятора) или
специальной установкой для борьбы с местными скоплениями. Эжектор, вентилятор или
специальная установка устанавливаются вблизи места образования слоя. На участке
выработки, имеющем слоевое скопление метана, прокладывают вентиляционный
трубопровод. Часть воздушной струи, проходящей по этому участку, засасывается
эжектором (вентилятором или специальной установкой) в трубу и движется по ней в
направлении, обратном потоку воздуха в выработке. Выходящий из трубопроводов -воздух
вместе с основным воздушным потоком движется по участку выработки, на котором
наблюдается слой метана. В результате расход и скорость воздуха увеличиваются.
Для более эффективного размывания скоплений метана целесообразно использовать энергию
свободной струи воздуха, выходящей из трубопровода. С этой целью выходное отверстие
трубопровода необходимо располагать на расстоянии 0,3-0,4 м от кровли выработки, а
воздушную струю направлять в сторону скопления метана по ходу движения воздушного потока (рис. П.3.3).
Скорость воздуха, необходимая для ликвидации слоя, определяется по формулам (П.3.1),
Щ.3.5).
Для обеспечения такой скорости производительность эжектора (вентилятора) с
использованием энергии свободной струи определяется по формуле
__________
Qэ = 38,4 dmр √ (lb' / dmp ) [ (v лc - vb ) / {1 - ( (0,14 / dmр ) - 0,1) 1,5 } 2 + v лc] ,
(П.3.9)
Где Qэ — производительность эжектора (вентилятора), м3/мин;
Рис. П.3.3. Ликвидация слоевых скоплений метана с помощью циркуляционного
возвратноточного проветривания
Рис. П.3.4. Схема размещения взвихривающего трубопровода для ликвидации слоевых
скоплений метана
dmp — диаметр трубопровода, м;
1'в — длина участка выработки, на котором должна быть обеспечена необходимая для
ликвидации слоя скорость движения свободной струи под кровлей, м; принимается в зависимости от длины слоя, но не более 25 м.
Ликвидацию метановых слоев с помощью циркуляционного возвратноточного
проветривания целесообразно осуществлять при концентрированных и рассредоточенных
источниках метановыделения с расходом 0,5 м3/мин и более.
П.3.10. Скопления метана в куполах и пустотах за крепью рекомендуется ликвидировать с
помощью вентиляторов местного проветривания, эжекторов, специальных установок для
борьбы с местными скоплениями метана, взвихривающих трубопроводов.
При использовании наклонных щитков необходимо оставлять между затяжками кровли окна
шириной, равной ширине купола, и длиной 0,5-1,0 м. Щитки укрепляются у края окна под
углом к кровле 45-70° против направления воздушной струи Скорость воздуха должна быть
не менее 0,5 м/с.
11.3.11. Взвихривающий трубопровод рекомендуется применять при ликвидации слоевых
скоплений, образованных рассредоточенными источниками метановыделения из кровли
выработок с расходом 0,5 м3/мин и более. Взвихривающий трубопровод (рис. П.3.4)
представляет собой трубу диаметром 100-250 мм, закрытую с одной стороны, на которой в
два или три ряда в шахматном порядке с шагом 0,5-1,0 м размещены патрубки диаметром 1020 мм и длиной 80-100 мм. Длина трубопровода должна быть равна длине участка, на
котором наблюдается метановыделение. Взвихривающий трубопровод подвешивается на
расстоянии 0,2-0,3 м от кровли выработки и к нему подводится сжатый воздух или
подсоединяется вентилятор (эжектор или специальная установка для борьбы с местными
скоплениями метана). Взвихривающий трубопровод можно использовать для ликвидации
скоплений метана у бутовых полос, отделяющих вентиляционные штреки от выработанных
пространств, и в очистных выработках при отработке крутых пластов с закладкой.
П.3.12. Скопления метана у перемычек, изолирующих старые выработки, можно
ликвидировать проветриванием тупиковой части выработки до изолирующей перемычки с
помощью средств местного проветривания или за счет общешахтной депрессии с
использованием продольных перегородок или жестких вентиляционных труб.
Местные скопления у перемычек можно также ликвидировать за счет отвода метана
(метановоздушной смеси) из-за перемычки с помощью специальных установок типа УСМ02, УСМ-04, УВГ-1 для борьбы с местными скоплениями метана.
ПРИЛОЖЕНИЕ 4.
Методика расчета технических возможностей шахты по вентиляции
П.4.1. Основные положения
Под техническими возможностями шахты по вентиляции (Ашв , т/сут) понимается
максимально возможный годовой (суточный) объем добычи угля, который может быть
обеспечен необходимым расходом воздуха в горных выработках, с учетом осуществления в
планируемом периоде мероприятий по совершенствованию вентиляции и выполнения
требований ПБ и Правил технической эксплуатации (ПТЭ), регламентирующих
проветривание шахты.
Технические возможности шахты по вентиляции на планируемую пятилетку (год)
рассчитываются на основании календарного плана развития горных работ для группы
одновременно действующих очистных и тупиковых выработок с наиболее сложными
условиями проветривания, которые в общем случае характеризуются следующими
факторами:
• максимальным удалением горных работ от вскрывающих вентиляционных выработок;
• максимальным числом одновременно действующих очистных забоев, обособленно
проветриваемых тупиковых выработок, камер, поддерживаемых и погашаемых выработок;
• максимальным ожидаемым метановыделением в очистных и тупиковых выработках и
выемочных участках.
Расчет технических возможностей шахты по вентиляции на планируемый год выполняется
для каждой группы одной временно действующих в соответствии с трафиком ввода выбытия
очистных выработок.
Основой для расчетов Ашв служат годовые и пятилетние
календарные планы развития горных работ, схема вентиляция шахты на момент проведения
расчетов, материалы последней депрессионной съемки, характеристики фактических
режимов работы главных вентиляционных установок, а также параметры, характеризующие
метанообильность выемочных участков и тупиковых выработок.
П.4.2. Расчет технических возможностей шахты
Расчет технических возможностей шахты по вентиляции на планируемую пятилетку
выполняется для очистных забоев, действующих в году, с наиболее сложными условиями
проветривания по формуле
nj
Ашв =nг ∑ Aij + Am
(П.4.1.)
i=1
где nг — число дней работы в данном году, сут.;
nj — число очистных забоев в j-ой группе;
Aij — технически возможная по вентиляции нагрузка на i-ый очистной забой j-ой группы
одновременно действующих очистных забоев в данном году, т/сут.;
Аm — добыча из тупиковых выработок в планируемом году, т/год.
Расчет технической возможности шахты по вентиляции на планируемый год выполняется
для каждой группы одновременно действующих очистных забоев по формуле
nгр
nj
Ашв = ∑ Тj ( ∑ Aij) + Am
(П.4.2.)
j =1 i=1
где пгр — число групп очистных забоев, одновременно действующих в течение года;
Тj, — длительность работы в течение года j-ой группы очистных забоев, сут.
Технически возможная по вентиляции нагрузка на очистную выработку в планируемом году
Apij определяется следующим образом.
Определяется расчетная нагрузка для каждой очистной выработки Apij как минимальная из
максимально полученных по условиям механизации Aмij: или по газовому фактору Aгij, [Apij =
min (Aмij , Aгij) ]. Максимально возможная по условиям механизации нагрузка на очистную
выработку (Aмij j, т/сут) определяется в соответствии с технологическими схемами
разработки угольных пластов, утвержденными бывшим Минуглепромом СССР.
Максимально допустимая по газовому
• фактору нагрузка на очистную выработку (Aгij) определяется по методике, приведенной в
7 разделе настоящего Руководства. Исходя из обеспеченности очистных выработок
расчетным расходом воздуха, технически возможная по вентиляции нагрузка на очистную
выработку в планируемом году принимается равной:
если
Qожij >= Qpij то Aрij = min (Aмji Aгji )
(П.4.3)
если
если
Qmin ij < =Qожij <= Qpij ,
то Aрij = min (Aмji Aгji ) (Qожij / Qpij )1,93;
Qожij.< Qmin ij , то Aрij не рассчитывается,
(П.4.4)
(П.4.5)
где Qожij — ожидаемый расход воздуха в очистной выработке (на участке) в планируемом
периоде, м3/мин; определяется путем расчета воздухораспределения в вентиляционной сети
на ЭВМ;
Qpij — расход воздуха, необходимый для проветривания очистной выработки (участка) при
нагрузке;
Qmin ij — минимально допустимый расход воздуха в очистной выработке (на участке), м3/мин.
В качестве Qmin ij принимается наибольший расход воздуха, рассчитанный по всем факторам
раздела 6, кроме метановыделения.
В зависимости от схемы проветривания участка, значений ожидаемых метановыделений
очистной выработки IОЧ и выемочного участка Iуч, а также коэффициента утечек воздуха
через выработанное пространство kym b при определении Qpij, Qожij и Qmin ij необходимо брать
данные по очистной выработке или выемочному участку в соответствии с рекомендациями,1
изложенными в разделе бив подразделе 7.2 раздела 7.
При проведении расчетов для не газовых шахт в формулах (ПАЗ), Щ.4.4) следует принимать
Qpij = Qmin ij j -ой группы.
Длительность работы в течение года j-ой группы одновременно действующих очистных
забоев Тj: определяется по графику ввода-выбытия очистных выработок. В случае его изменения из-за уменьшения нагрузок на очистные забои по условиям вентиляции производится
корректировка величин Тj.- в
зависимости от запасов столбов, нагрузок на очистные забои и мероприятий по их
повышению.
Добыча из тупиковых выработок на планируемый период определяется в соответствии с
фактическим соотношением добычи шахты из очистных и тупиковых выработок.
При расчете технической возможности шахты по вентиляции на пятилетку добыча из
тупиковых выработок определяется по формуле
nj
Am= (Ат.ф / (А оч. ф ) nг ∑ Аij
(П.4.6.)
i=1
при расчета на год — по формуле
nгр
nj
Am= (Ат.ф / А оч. ф ) ∑Tj (∑ Аi j)
(П.4.7)
j =1 i =1
где Ат.ф , А оч. ф — фактические добычи шахты соответственно из тупиковых и очистных
выработок в году, предшествующем отчетному, т/год.
Для определения резерва технической возможности шахты по вентиляции рассчитываются
технические возможности вентиляционной системы шахты (Авс).
Под техническими возможностями вентиляционной системы понимается потенциально
возможный годовой (суточный) объем добычи угля, соответствующий максимальному
уровню вентиляционного обеспечения шахты, рассчитанный по совершенствованию
вентиляции, являющихся составной частью комплекса мероприятий по техническому
перевооружению шахты.
Технические возможности вентиляционной системы шахты рассчитываются по формулам
(П.4.1), (П.4.2), при этом в качестве расчетной нагрузки Apij: принимается потенциально
возможная по вентиляции нагрузка на очистную выработку, определяемая по формулам
(П.4.3), (П.4.4), где в качестве расчетной принимается максимально допустимая по газовому
фактору нагрузка Apij = Aгij.
Величина резерва технической возможности шахты по вентиляции определяется по формуле
Aр.ш.в. =Ав.c - Ашв
(П.4.8)
ПРИЛОЖЕНИЕ 5.
Примеры расчета расхода воздуха для проветривания шахты и нагрузки на очистной забой
П.5.1. Характеристика шахты
Разрабатывается газоносный пласт мощностью 1,5 м с углом падения 6-8°. Кровля пласта
средней устойчивости — прочный глинистый сланец, почва — песчаный сланец. В кровле и
почве пласта имеются сближенные пласты.
Шахтное поле вскрыто тремя вертикальными стволами. Схема подготовки — панельная,
система разработки — сплошная и столбовая. При выемке угля используются узкозахватные
комбайны с индивидуальной крепью и комплексы КМ 87УМП. Способ управления кровлей
— полное обрушение. Тупиковые выработки проводятся буровзрывным способом.
Схема вентиляции шахты представлена на рис.П.5.1. Шахта отнесена к сверхкатегорным по
газу, пласт опасен по пыли.
Действующие выемочные участки лав № 1, 2, 3, 4, 5.
Проводимые тупиковые выработки: западный откаточный и восточный вентиляционный
полевые штреки гор. 1, восточный бремсберг, конвейерный штрек лавы № 2, конвейерный
штрек № 12.
Камеры: склад ВМ, насосная, два электровозных гаража с оборудованием для зарядки
аккумуляторных батарей, четыре камеры электроподстанций.
Поддерживаемые выработки: подготовленные выемочные участки лав № 6, 7, 10,
конвейерный штрек № И, главный , откаточный штрек, ходок для чистки зумпфа.
Погашаемые выработки: лавы № 8 и 9. —
П.5.2. Определение метанообильности очистных выработок и выемочных участков
Ожидаемое метановыделение определяем на примере лавы № 3. Схема проветривания
выемочного участка — прямоточная, с примыканием свежей и подсвежающей
вентиляционных струй к целику, а исходящей — к выработанному пространству Длина лавы
190 м. Ожидаемое метановыделение рассчитываем по фактическому. Фактическое
метановыделение определяем по результатам измерений, выполненных в течение квартала.
Рис. П.5.1. Схема вентиляции шахты
При расчете фактического метановыделения в очистной выработке используем результаты
измерений концентрации метана переносными приборами; расчет фактического
метановыделения на выемочном участке выполняем на основании телеинформации,
выдаваемой аппаратурой АГК. Средняя добыча за прошедший квартал составила 1108 т/сут,
планируемая добыча — 1150 т/сут.
Определяем фактическое метановыделение в очистной выработке
Средний расход метана в вентиляционном ходке в 15 м от забоя лавы в течение месяца
рассчитываем по формуле (3.74)
_
I’оч.м. = 0,01 ( 1300 + 1280 + 1310) / 3 * ( 15,5 / 30) = 6,7 м3/мин.
Аналогичным образом по данным остальных измерений расхода воздуха рассчитаны
следующие значения расхода метана: 5,8; 8,5 м3/мин.
Средний за квартал расход газа в вентиляционном ходке в 15 м от забоя лавы определяем по
формуле (3.72)
_
I’оч.ф = 1/3 (6,7 + 5,8 + 8,5) = 7,0 м3/ мин
Среднее фактическое метановыделение в очистной выработке определяем по формуле (3.65)
_
I’оч.ф = 7,0 – 0,0 – 0,0 =7,0 м3/ мин
Ожидаемое среднее метановыделение в очистной выработке, рассчитанное по формуле
(3.76), при kс.р. = 1, kгр = 1 и неизменяющейся длине лавы составляет
_
Iоч.м = 7,0 (190 / 190) 0,4 (1150 / 1108) 0,6 * 1 * 1 = 7,2 м3/мин
Определяем фактическое метановыделение на выемочном участке.
Расход метана в исходящей из выемочного участка вентиляционной струе в течение месяца
рассчитываем по формуле (3.75)
_
I’уч.м = 0,01( 0,1340+1400+ 1410) / 3 * 23,3 / 30 = 10,8 м3/мин
По данным остальных измерений расхода воздуха за два последующие месяца рассчитаны
следующие значения расхода газа: 10,2; 14,4 м3/мин.
Средний за квартал расход газа в исходящей из выемочного участка вентиляционной струе
определяем по формуле (3.72)
_
I’уч.ф = 1/3 (10,8 + 10,2 + 14,4) = 11,8 мЗ/мин.
Среднее фактическое метановыделение на выемочном участке согласно формуле (3.68)
равно
_
Iуч.ф = 11,8 - 00,0 = 11,8 м3/мин.
Ожидаемое метановыделение на выемочном участке рассчитываем по формуле (3.77)
_
Iуч = 11,8 (190 / 190) 0,4 (1150 / 1108) 0,6 * 1 * 1 = 12,1 мЗ/мин
По остальным выемочным участкам приведены конечные результаты расчетов (табл. П.5.1)
Таблица П.5.1 Результаты расчетов ожидаемого метановыделения
Номер лавы Планируемая
(выедобыча, т/сут
мочного
участка)
Ожидаемое метановыделение, м 3/мин
в очистной выработке
на выемочном
участке
1
590
3,0
4,3
2
3
4
570
1150
1100
5,9
7,2
2,8
9,1
12,1
11,0
5
620
5,0
6,7
П.5.3. Расчет расхода воздуха для проветривания очистных выработок и выемочных
участков
Произведем расчет расхода воздуха для лавы № 2.
Расход воздуха для очистной выработки (лавы № 2) по выделению метана рассчитываем по
формуле (6.3); при kH = 1,51
Qоч= ( 100*5,9*1,51 ) / (1-0) = 891 м3/мин
Расчет по числу людей выполняем по формуле (6.13); при пчел = 18
Qоч = 6 • 18 = 108 м3/мин.
Для проверки по минимально допустимой скорости воздуха предварительно по формуле
(6.17) определяем Sочmах; при m = 1,5, bmах = 3,5 (в лаве применяется индивидуальная крепь)
Sоч mах = 0,9*1,5 * 3,5 = 4,7м2
Температура воздуха в очистной выработке + 24°, относительная влажность 85%, vmin = 0,5
м/с, k0,3 = 1,2. По формуле (6.16)
Qоч >= 60 • 4,7 • 0,5 • 1,2 = 169 мЗ/мин.
Для определения максимального расхода воздуха в очистной выработке по формуле (6.6)
определяем Sочmin при bmin= 2,7м .
Sоч min =0,9*1,5 *2,7=3,6 м2.
По формуле (6.18)
Qоч mах k0,3 = 60 * 3,6 • 4 • 1,2 = 1037 мЗ/мин.
Так как последовательно с очистной выработкой проветривается тупиковая часть
конвейерного штрека, проверяем подачу ВМП по условию (6.20); Qвc = 260 м3/мин меньше
Qоч = 891 м3/мин, то есть условие (6.20) выполнено.
Рассчитываем расход воздуха для проветривания выемочного участка.
_
По номограмме (рис. 6.11) при m в пр = 1,5 м, Sоч min = 3.6 м2 и f = 4,1 находим kym в = 1,58.
I уч / Iоч = 9,1 / 5,9 = 1,54 > 1,58 / 1,2 = 1.32,
поэтому расчет ведем по формуле (6.23).
Qуч = ( 100 * 9,1 * 1,42) / (1-0) = 1292 м3/мин
Выполняем проверку по формулам (6.26) и (6.35) при nчел = 35
1292 > 60- 4 • 3,6 • 1,58 = 1365 мЗ/мин.
1292 > 6,35 = 210 м3/мин.
Окончательно принимаем Qуч = 1292 м3/мин.
Произведем расчет расхода воздуха для выемочного участка лавы № 3.
В связи с высоким метановыделением определяем максимально допустимую по газовому
фактору нагрузку на очистной забой по фактическим метановыделению и добыче.
Iоч.ф = 7,90 м3/мин;
Iуч.ф = 11,8 м3/мин; А = 1108 т/сут; lоч = lоч р= 190 м.
По формуле (6.18) определяем Qочmax (лава оборудована комплексом КМ 87УМП, 5 = 3,7 м2)
Qоч max k0.3 = 60 • 3,7 • 4 * 1,2 = 1066 мЗ/мин
При данной схеме проветривания выемочного участка по формулам, приведенным в табл.
7.2, находим
Qp = (1 - 0,0) 60 • 3,7 • 4 • 1,2 = 1066 мЗ/мин.
_
Ip = 7,0 м3/мин.
Максимальную добычу на очистной забой определяем по формуле (7.2)
A max = 1108 * 7 –1,67 (1066/194) 1,93 (190 / 190)-0,67= 1152 т/сут.
Так как планируемая добыча равна максимально допустимой, принимаем
Qоч = Qочmax = 1066 м3/мин.
Расход воздуха для проветривания выемочного участка oпределяем по формуле (6.24), так
как
I уч / Iоч= 11,8 / 7,0 = 1,7 > kym в / k0.3 = 1,5 / 1,2 – 1,25
Qуч =(100* 11,8 • 1,37 ) / (1-0) = 1617 м3/мин
Расход воздуха на подсвежение исходящей струи определяем по формуле (6.25)
Qдon = 1617 - 1066 • 1,25 = 285 м3/мин.
Производим проверку по формуле (6.27), принимая площадь поперечного сечения выработки
Sв = 10м2,
Qдon = 285 м3/ мин < 60 • 10 • 0,5 = 300 м3/мин.
Принимаем расход воздуха в выработке с подсвежающей струей Qдon = 300 м3/мин.
Окончательно принимаем Qуч = 1617 — 285 + 300 = 1632 м3/мин, Qоч = 1066 м3/мин, Qдon =
300 м3/мин. С основной струей следует подавать 1632 - 300 = 1332 м3/мин воздуха, из них
1066 м3/мин будет проходить по лаве, а остальную часть составят утечки через выработанное
пространство.
По остальным выемочным участкам приведены конечные результаты расчетов (табл. П.5.2).
Таблица П.5.2
Результаты расчетов расхода воздуха для проветривания выемочных участков
Номер лавы
(выемочного участка)
1
Расход воздуха для
проветривания, м3/мин
очистной
выемочного
выработки участка
385
547
2
1034
1292
3
1066
1632
4
281
1090
5
608
851
П.5.4. Расчет расхода воздуха для проветривания пиковых выработок
Определяем ожидаемое метановыделение тупиковой выработки по фактическому,
полученному на основании специально выполненных измерений.
Фактическое метановыделение с неподвижных обнаженыx поверхностей пласта в
действующей выработке, прово-шой по тому же пласту, вычисляем по формуле (3.27)
_
Iпов ф = 0,01 • 185 (0,2 - 0,0) = 0,37 м3/мин.
Затем по фактическому метановыделению находим значение (х - xo), входящее в расчетные
формулы, по формуле (3.26) при vn;ф = 2,0 м/сут и km = 8,7 (при Тпр = 90 сут)
x- xo =(43,5*0,37 ) / ( 1,5 • 2,0 • 0,87 ) = 6,17 м3/т
Определяем абсолютную метанообильность тупиковой выработки по формуле (3.1).
Метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта рассчитываем по
формуле (3.2) при vn = 3 м/сут,
Iпов = 2,3*10-3 • 1,5 • 3 • 6,17 *0,87 = 0,55 мЗ/мин.
Метановыделение из отбитого угля и движущегося забоя определяем по формуле (3.12) при
S уг = 5,0м2, γ = 1,3 т/м3; lв з=1,5 м.
Iо у п = 9* 10-3 • 6,17 • 5,0*1,3 • 1,5 = 0,54 мЗ/мин.
По формуле (3.1) находим
Iп = 0,55 +0,54 = 1,09 м3/мин.
Максимальное метановыделение в призабойное пространство после взрывания по углю по
формуле (3.13) будет равно
1з n max = 0,05 • 5,0 • 1,5 • 1,3 • 6,17 = 3,0 м3/мин.
Производим расчет расхода воздуха. Расход воздуха, который необходимо подавать в призабойное пространство тупиковой выработки по выделению метана, определяем по формуле
(5.2) при S = 11м2,
lв.mp = 8 м; kmд = 0,8
Q зп= (11 * 8) / 0,8 [ (71 * 3,0) / (11 * 8(2-0) + 18* 3,0)]2 = 94 м3/мин.
Расход воздуха для проветривания всей тупиковой выработки по формуле (5.11) равен
Q п = (100*1,09 • 1 ) / (1-0) = 109 м3/мин
Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковой выработки по газам, образующимся
при взрывных работах, осуществляем по формуле (5.3) для следующих условий: Т = 30 мин;
1п = 150 м; наибольший объем ядовитых газов выделяется при взрывании по породе, Впор =
14 кг, Vвв= 40-14 = 560 л„ kобв = 0,8, трубопровод собран из гибких вентиляционных труб
диаметром 800 мм, по табл. 5.4 при Q зп = 60-0,5-11 = 330 м3/мин, kym mp = 1605. Тогда
Q зп= 2,25 / 30 = 3√[ (560 * 112 * 1502 * 0,8) / 1,052 ]= 78 м3/мин
Расход воздуха по минимальной скорости воздуха в выработке рассчитываем по формуле
(5.9)
Q зп=60*0,25*11 = 165 м3/мин.
1 Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном
пространстве тупиковой выработки в зависимости от температуры определяем по формуле
(5.10). При температуре воздуха в призабойном пространстве + 24 "С, относительной
влажности
80% vmin = 0,5 м/с. Тогда Q зп = 20*0,5*11 = 110 мЗ/мин..
Окончательно принимаем Q зп = 165 м3/мин..
Подачу вентилятора определяем по формуле (5.25).
По табл. 5.4. при длине трубопровода 200 м и расходе воздуха в конце трубопровода 3,0 м3/с
находим kymmp = 1,10. Тогда
Q в = 165 * 1,10 = 182 м3/мин.
Производим проверку расхода воздуха в устье тупиковой выработки по формуле (5.32). По
формуле (5.33) находим
k’ут.тр= 1,10 / 1,04 = 1,06
Тогда
Qn.p = 182 / 1,06 = 172 м3/мин > 109 м3/мин.
Принимаем Qв = 182 м3/мин.
Определяем расход воздуха в месте установки ВМН по формуле (5.36).
Qвc >= 1,43 • 182 • 1 = 260 мЗ/мин.
Для остальных тупиковых выработок приведены окончательные результаты расчетов (табл.
П.5.3).
Таблица П.5.3
Результаты расчетов расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок
Выработка
Расход воздуха,
который
необходимо
подавать в
призабойное пространство,
м3/мин
Конвейерный штрек 165
лавы № 2
Западный полевой 284
откаточный штрек,
гор. 1
Восточный полевой 232
вентиляционный
штрек, гор. 1
Восточный
212
бремсберг
Конвейерный штрек 199
№ 12
Подача Минимальный
ВМП, расход воздум3/мин ха в месте установки ВМП,
м3 /мин
182
260
380
544
280
400
330
472
308
440
Из выработок, перечисленных в табл. П.5.3, последовательно проветривается только
конвейерный штрек лавы № 2. Поэтому при определении суммарного расхода воздуха для
обособленного проветривания тупиковых выработок учитываем четыре выработки. В
соответствии со схемой вентиляции (см. рис. П.5.1) расход воздуха для проветривания
западного откаточного и восточного вентиляционного полевых штреков гор. 1, а также
восточного бремсберга определяется минимальным расходом воздуха, который необходимо
подавать к месту установки ВМП. Поэтому суммарный расход воздуха для обособленного
проветривания тупиковых выработок, проводимых за пределами выемочных участков, равен
∑ Qn.в = 544 + 400 + 472 + 440 = 1856 м3
П.5.5. Расчет расхода воздуха для погашаемых и поддерживаемых выработок
П.5.5.1. Расчет расхода воздуха для погашаемых выработок
Погашаемыми выработками являются лавы № 8 и 9. Расход воздуха для проветривания
погашаемых участков определяем по фактическому метановыделению.
Для погашаемого участка лавы № 8 при Iуч =1,5 м3/мин, С0 = 0
Qyч.n =(100*1,5*1,83) / (1-0) = 275 м3/мин
Проверяем по условию (8.5) при погашении очистной выработки, а при погашении
выработок участка — по формуле (8.6).
При Sв = 10м2, v min = 0,15 м/с (для штрека),
Sоч = 4,7м2, v min = 1,0 м/с (для лавы) и kym в = 1,5:
Qyч.n = 60*4,7*1,0*1,5 = 423 м3/мин > 275 м3/мин;
Qyч.n = 60*10*0,15 = 90 м3/мин < 275 м3/мин.
Окончательно для проветривания выемочного участка лавы № 8
Qyч.n = 423 мЗ/мин.
Аналогичным образом для лавы № 9 получаем
Qyч.n = 423 м3/мин.
П.5.5.2. Расчет расхода воздуха для поддерживаемых выработок
К поддерживаемым выработкам относятся конвейерный штрек № 11, конвейерный
бермсберг, главный откаточный штрек и ходок для чистки зумпфа. К этой группе выработок
относим также выемочные участки лав № 6, 7, 10 — это подготовленные, но не
эксплуатируемые выемочные участки. Рассчитаем расход воздуха для конвейерного
бремсберга. При газообильности выработки 0,04 м3/мин
Qпод.в = (100 * 0,4) / (1 - 0) = 40 м3/мин
Проверим по условию (8.7) при
S — 10м2, v min =0,7 м/с
3
3
Qпод.в = 60*10*0,7 = 420 м /мин > 40 м /мин.
Принимаем для конвейерного бремсберга
Qпод.в = 420м3/мин.
По остальным выработкам приведены конечные результаты расчетов (табл. П.5.4).
Таблица П.5.4
Результаты расчетов расхода воздуха для поддерживаемых выработок
Выработка
Конвейерный
штрек № 11
Конвейерный
бремсберг
Главный
откаточный штрек
Ходок для чистки
зумпфа
Лава № 6
Лава № 7
Площадь
поперечного
сечения в
свету, м2
10,0
Необходимый
расход
воздуха,
м3/мин
420
10,0
420
6,0
54
7,0
63
4,7
70
4,7
70
Лава № 10
4,7
70
П.5.6. Расчет расхода воздуха для проветривания камер
Пример расчета выполним для электровозного гаража горд и электроподстанции гор.1. В
гараже одновременно заряжаются одна аккумуляторная батарея 66ТНЖШ-300 и пять
батарей 96ТЖМ-350, преобразовательная подстанция находится в зарядной камере.
Температура воздуха, поступающего в камеру, составляет + 23°.
По формуле (8.9) получаем
QK = {31*10-4 (300*66*1 + 350* 96*5) } / (26-23) = 194 м3/мин
Выполняем проверку по условию (8.10)
QK >( 30*1*0,6 + 5*30*1) = 168 мЗ/мин.
Принимаем QK = 194 м3/мин.
В электроподстанции установлен трансформатор типа ТСВП 400/6, мощность которого 400
кВА. Расход воздуха определяем по формуле (8.11)
Ок = (0,8 *800) / (26-23) = 213м3/мин.
По остальным камерам приведены окончательные результаты расчетов (табл. П.5.5).
Таблица П.5.5.
Результаты расчетов расхода воздуха для проветривания камер
Камера
Склад ВМ
Необходимый
расход
воздуха,
м3/мин
72
Электровозные гаражи:
1, гор. I
194
2, гор. 11
395
Насосная
293
Электроподстанции:
1, гор. I
213
2, гор. I
348
3, гор. П
355
4, гор. П
355
П.5.7. Расчет утечек воздуха через вентиляционные сооружения
При определении норм утечек значение фактических перепадов давления через
вентиляционные сооружения принимаем по данным депрессионной съемки. Рассчитываем
норму утечек через шлюз в сбойке 1 восточного крыла гор.1. Шлюз состоит из двух
бетонитовых перемычек с одностворчатыми деревянными дверями площадью 3,8 м2.
Фактический перепад давления через шлюз равен 10 даПа. Согласно табл. 8.3 и формуле
(8.14) норма утечек через одну перемычку с дверями
dQym = 96 √ 10 /50=43 м3/мин.
По формуле (8.15) норма утечки через шлюз
Qуmшл = 0,76 * 43 = 33 мЗ/мин.
Рассчитываем норму утечек через два глухие чураковые перемычки площадью 2 м2 каждая,
установленные в сбойке 2 восточного крыла гор. 1. Фактический перепад давления через обе
перемычки равен 8 даПа. Принимаем, что перепад давления через одну перемычку равен
половине общего перепада, то есть 4 даПа. Согласно табл. 8.2 и формуле (8.14) норма утечек
через перемычки составит
Qym = 15 √ 8/50 = 6 мЗ/мин.
Расчет утечек рекомендуется выполнять по табл. П.5.6.
Таблица П.5.6
Расчет утечек воздуха
Название
вентиляционного
сооружения, место
установки
Число
перемычек или
дверей
Восточное крыло гор. 1
Шлюз с
2
одностворчатыми
дверями, сбойка 1
Глухие чураковые
2
перемычки, сбойка 2
Площадь
перемычек или
дверей,
м2
Фактический перепад давления, даПа
Норма
утечек
воздуха,
м 3/мин
3,8
10
33
2
8
6
276
Западное крыло гор. 1
2
Глухие чураковые перемычки, сбойка 1
Восточное крыло гор. II 2
Глухие бетонитовые
перемычки, сбойка 1
Западное крыло гор. II 2
Глухие чураковые перемычки, сбойка 1
Околоствольный двор
Загрузочное устройство
скипового ствола с
бункером
7
7,5
7
-
35
23
47
218
18
44
385
26
195
292
296
956
В табл. П.5.6 иллюстрируется лишь порядок расчетов. В ней приведены результаты для
отдельных вентиляционных сооружений и суммы норм утечек воздуха по крыльям каждого
из горизонтов.
Согласно табл. П.5.6 утечки воздуха на гор. 1 составляют 494 м3/мин, на гор. II (с
околоствольным двором) — 1633 м3/мин,
Qуm.щл = 2127 м3/мин.
Определим внешние утечки воздуха для вентиляционной установки скипового ствола.
Общая площадь наружных стен и перекрытий надшахтного здания, включая копер, равна
3950 м2. Площадь поперечного сечения вентиляционного канала 17 м2, фактические
перепады давлений соответственно составляют 265 и 292 даПа. Согласно табл. 8.5 и формуле
(8.19) норма утечек через надшахтное здание
Qуm.щл = l400 √265/200 = l6l2 м3/мин.
По табл. 8.6 и формуле (8.19) норма утечек через вентиляционный канал
Qуm.вн = 600√292/200 = 725 мЗ/мин.
Общая норма внешних утечек для вентиляционной установки скипового ствола
1612 + 725 = 2337 м3/мин.
В результате аналогичных расчетов для вентиляционного ствола получаем общую норму
внешних утечек 1120 м3/мин.
П. 5.8. Расчет расхода воздуха для проветривания шахты
Предварительно по данным лабораторных анализов и измерений расхода воздуха
определяем средний расход газа в исходящих из шахты вентиляционных струях.
Среднюю концентрацию метана в исходящей вентиляционной струе гор. 1 рассчитываем по
формуле (3.86)
_
С= (0,5+0,6+0,5+0,6+0,5+0,5 + 0,6 + 0,6 + 0,5 ) / 9 =0,54%
Средний расход газа в исходящей вентиляционной струе гор. 1 определяем по формуле
(3.85)
_
Iисх1 = 1/9 * [0,01 (8000 + 7980 + 8100 + 8300 + 8150 + + 8070 + 8100 + 8250 + 8050) • (0,54 - 0)
] = 43,8 мЗ/мин.
Аналогичным путем определяем средний расход газа в исходящей вентиляционной струе
гор. II
_
Iисх11 =41,0 мЗ/мин.
По формуле (8.1) определяем расход воздуха для проветривания шахты
Qш= 1,1(5412+1856+846+1167+2225+2127)=14996 мЗ/мин.
В околоствольный двор гор. II должен поступать полученный расход воздуха за вычетом
расхода воздуха на проветривание насосной камеры, то есть 14996 - 293 = 14703 м3/мин.
В соответствии со схемой вентиляции в выработки гор.1 необходим расход воздуха
Qгор1 =1,1(1839+1416+420+429+755+494) = 5882 м3/мин.
Для проверки по формуле (8.3) определяем расходы воздуха по отдельным вентиляционным
установкам. Расход воздуха в вентиляционном стволе
Qш1 = 1,1(3471 + 1416+420+423+755+494) = 7677 м3/мин.
Расход воздуха в скиповом стволе
Qш2 = 1,1(1941+440+423+756+1470+1633) = 7329 м3/мин.
По формуле (8.3) получаем
Qш1 = 7677 мЗ/мин > (100 * 1,1 * 43,8) / (0,75 – 0) = 6440 мЗ/мин,
Qш2 = 7329 мЗ/мин > (100 * 1,1 * 41,0) / (0,75 – 0) = 6440 мЗ/мин.
П. 5.9. Расчет подачи вентиляционных установок
Подачу вентиляторов рассчитываем по формуле (8.16). Для вентилятора, установленного на
вентиляционном стволе получаем
Qвy1 = 7677 + 1120 = 8797 мЗ/мин.
Для вентилятора, установленного на скиповом стволе,
Qвy2 = 7329 + 2337 = 9666 мЗ/мин.
Подачу вентиляционной установки с учетом резерва определяем по формуле (8.18).
Для вентиляционной установки на вентиляционном стволе
Qв.y.р= 1,14*8797 = 10029 мЗ/мин.
Для вентиляционной установки на скиповом стволе
Qв.y.р = 1,14 *9666 = 11019 м3/мин.
П.5.10. Расчет нагрузки на очистной забой по газовому фактору
Пример 1. Определить максимально допустимую по газовому фактору нагрузку на очистную
выработку длиной 180 м, оборудованную механизированным комплексом 1КМ97Д, для
следующих условий: система разработки — столбовая; схема проветривания выемочного
участка — прямоточная с подсвежением со стороны целика; способ управления кровлей —
полное обрушение; непосредственная кровля — глинистый сланец; вынимаемая мощность
пласта 1,3 м; среднее фактическое метановыделение из очистной выработки составляет 4,4
м3/мин, а фактическая добыча — 500 т/сут; воздух поступает на участок с концентрацией 0,1
%.
Решение.
Параметр Qp определяем по формуле (см.табл.7.2)
Qp = Qочmax (С - Со)k0.3 = 60 Sочmin vmах (С - С0)k0.3 = = 60*3,4*4*(1- 0,1)*1,20 ≈880 м3/мин.
Значение Sочmin для комплекса 1КМ97Д принимается по табл. 6.5 и равно 3,4 м2, a ko3 — по
табл. 6.4 и равно 1,2.
Максимально допустимая нагрузка на очистной забой рассчитывается по формуле (7.2)
А max = АIоч.ф-1,67 (Qp / 194) 1,93 (lоч.p / lоч.ф) 0,67 = 500 *4,4-1,67 (880/194)1,93 (180/180)-0,67 ~ 735
т/сут
Пример 2.
Определить возможную нагрузку по газовому фактору, если расход воздуха в очистной
выработке снизился до 600 м3/мин. Остальные параметры выемочного участка соответствуют примеру 1.
Решение.
А воз = АIp-1,67 (Qф / 194) 1,93 (lоч.p / lоч.ф) 0,67 = 500 *4,4-1,67 (600/194)1,93 (180/180)-0,67 ~ 371 т/сут
ПРИЛОЖЕНИЕ 6.
Расчет депрессии каналов вентиляционной и воздухонагревательной установок
Депрессия канала вентиляционной установки hk равна сумме депрессий, обусловленных
сопротивлением трения воздуха о стенки канала и сопротивлением сопряжения ствола
шахты с каналом. Если в канале имеется поворот или несколько поворотов, то следует
учитывать их сопротивление.
Сопряжение ствола шахты с каналом вентилятора представляет собой поворот с
одновременным сужением струи при всасывающем проветривании и поворот с
одновременным расширением струи при нагнетательном проветривании.
Таким образом, в общем случае
hk = Rk Q2в ;
(П.6.1)
при всасывающем проветривании
Rk = Rm + Σ Rni + Rnc
(П.6.2)
при нагнетательном проветривании
Rk = Rm + Σ Rni + Rnр
(П.6.3.)
где RK , Rm , Σ Rni, Rnc , Rnр — аэродинамические сопротивления соответственно канала в
целом, трения, поворотов, поворота с одновременным сужением, поворота с одновременным
расширением, кμ;
Qв — подача вентиляционной установки, м3/с.
Депрессия канала воздухонагревательной установки при всасывающем проветривании
h k.k = (Rm + Σ Rni + Rnр) Qв 2 + R в.y Q1 2 (П.6.4)
при нагнетательном проветривании
h k.k = (Rm + Σ Rni) Qв 2 + R в.y Q1 2 (П.6.5)
где R в.y — аэродинамическое сопротивление воздухораспределяющего устройства на входе
в канал, кμ;
Q1 — расход воздуха, проходящего через воздухонагреватели, м3/с.
Аэродинамическое сопротивление трения (Rm, кμ) определяется по формуле
Rm = α (Рвlв / S 3)
(П.6.6)
Аэродинамическое сопротивление поворота — по формуле
Rm = ε n (γ / 2g S2 k)
(П.6.7)
где ε n — коэффициент местного сопротивления поворота;
γ — плотность воздуха, кг/м3;
g — ускорение силы тяжести, м/с2;
SK — площадь поперечного сечения прямолинейного участка канала за поворотом, м2.
Коэффициент местного сопротивления ε n при любом угле
поворота канала с острыми кромками при отношении высоты выработки Нв к ее ширине b
равном 0,2-1,0
ε n = (ε n.гл + 280 а) ( χ / ( 0,35 +0,65Hв / b ) (П.6.8)
при Нв/ b = 1-2,5
ε n = (ε n.гл + 280 а) (b / Нв) χ
(П.6.9)
где ε n.гл — коэффициент местного сопротивления поворота гладкого трубопровода;
ε n.гл =0,57 δ ,
(П.6.10)
δ - угол поворота, рад;
а— коэффициент аэродинамического сопротивления канала;
χ — коэффициент, учитывающий угол поворота струи.
Значения коэффициента %
Угол поворота,
10 30 45 60 90 110 120 140
град.
χ
0,05 0,19 0,33 0,51 1,0 1,63 1,93 2,43
Формулы для определения аэродинамического сопротивления сложного местного
сопротивления имеют следующий вид:
• при повороте с одновременным сужением струи в шероховатой выработке
Rnc = ε nc (γ / 2g S2 k)
(П.6.11)
• при повороте с одновременным расширением струи в шероховатой выработке
Rnp = ε np (γ / 2g S2 k)
(П.6.12)
где ε nc , ε np — коэффициенты местного сопротивления соответственно поворота с
одновременным сужением и поворота с одновременным расширением струи.
Коэффициенты местного сопротивления ε nc и ε np рассчитываются по формулам (П.6.8) и
(П.6.9), как для обычных поворотов с постоянным сечением выработки. Коэффициенты
местных сопротивлений трубопроводов с гладкими стенками ε nc.гл и ε np.гл для подстановки в
формулы (П.6.8) и (П.6.9) берутся по табл.П.6.1 и П.6.2.
Таблица П.6.1
Значения коэффициента местного сопротивления ε nc.гл при повороте струи с одновременным
сужением
Характеристика местного
Значения ε nc.гл при отношении S/S1,равном
сопротивления
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
с обеими острыми кромками
0,46
0,51
0,64
0,81
1,04
с внутренней кромкой,
скошенной под углом 14°
0,19
0,21
0,26
033
0,42
с внутренней кромкой,
скошенной под углом 27°
0,10
0,11
0,13
0,17
0,21
с острыми кромками
0,67
0,72
0,83
0,98
1,16
с внутренней кромкой,
скошенной под углом 27°
0,18
0,19
0,22
0,26
0,30
Поворот без кутка:
Поворот с кутком:
с внутренней кромкой,
скошенной под углом 45°
0,24
0,26
0,29
0,34
0,41
со скругленным внутренним
углом
0,24
0,26
0,28
0,33
0,41
Таблица П.6.2
Значения коэффициента местного сопротивления ε nр.гл при повороте струи с одновременным
расширением
Характеристика местного
Значения ε nc.гл при отношении S/S1,равном
сопротивления
1,0
1,4
13
2,2
2,6
3,0
3,4
4,0
1,03 1,62
2,80
4,06
5,85
8,10
11,40 16,70
0,125
0,81 1,42
2,45
3,50
5,15
7,06
9,10
12,80
0,25
0,61 1,18
2,05
3,05
4,43
6,10
7,85
10,90
0,50
0,45 0,93
1,63
2,60
3,80
530
7,00
9,90
0,75
037 0,61
135
2,35
3,50
4,85
6,30
9,60
Прямые — внутренний и
внешний углы:
с острыми кромками
со скруглением радиусом,
равным, м:
Аэродинамическое сопротивление воздухораспределяющего устройства на входе в канал
воздухонагревательной установки определяется по формуле
R в.у = ε в.у (γ / 2g S2 в.у)
(П.6.13)
где ε в.у — коэффициент местного сопротивления воздухораспределяющего устройства. Для
жалюзийного воздухораспределяющего устройства ε в.у = 1,8, а для воздухораспределяющих
устройств других конструкций — принимается соответственно типу местного
сопротивления;
S в.у — площадь проходного сечения воздухораспределяющего устройства, м2.
ПРИЛОЖЕНИЕ 7.
Каталог значений коэффициентов аэродинамического сопротивления вертикальных стволов
Таблица П.7.1
Стволы, закрепленные железобетонными тюбингами
(без армировки)
Вид крепи
Диаметр
α·104, kμ·
ствола
м4
Тюбинги
НИИОМШС
4,5-6,0
10,0
для стволов
6,0-8,0
9,0
Тюбинги СТК
4,5-6,0
14,0
6,0-8,0
13,0
4,0
11,0
5,0
10,0
7,0
9,0
8,0
8,0
Металлические
тюбинги
Таблица П.7.2
Стволы с новыми видами армировки
Схема
Характеристики
Диаметр
армировки схемы
ствола, м
(рис. П 7.1)
а
б
Однорасстрельная
схема армировки
клетевого ствола.
Расстояние между
расстрелами и
полками 4,168 м, а
между опорами 3,0 м
6,5
Характеристика α·104,
лестничного
kμ· м4
отделения
Отшито сеткой 17,3
Отшито
всплошную,
Sл.о = 1,98м2
12,1
Безрасстрельная схема 6,0
армировки клетевого
ствола с лобовым расположением
проводников.
Расстояние между
полками лестничного
отделения 4,168 м, а
между опорами 3,0 м
Отшито сеткой 8,6
Отшито
всплошную,
Sл.о = 1,29м2
7,9
в
Однорасстрельная
8,0
схема армировки
скипового ствола.
Расстояние между
расстрелами 4,168 м, а
между опорами 3,0 м
Лестничное
отделение
отсутствует
11,9
г
Беззрастрельная схема 8,0
армировки скипового
ствола. Расстояние
между опорными
То же
4,1
скобами 2,0 м
Ствол без
армировки
То же
6,0
2,8
Рис. П.7.1. Схема армировки стволов к табл. П.7.2
Таблица П.7.3
Стволы, закрепленные бетоном и тюбингами, при расстоянии между расстрелами 4168 мм
Тип ствола (по
Диаметр
Схема
α·104, kμ· м4
альбому Южствола, м
армировки
гипрошахта)
(рис. П.7.1) монолит- тюбинги
тюбинги
ный
НИИОМШС СТК
бетон
Н-126-67 т-2
5,0
а
23,9
34,4
40,1
Н-126-67 т-3
5,0
а
26,0
37,4
43,6
Н-126-67 т-4
6,0
а
23,5
32,0
37,2
Н-126-67 т-6
6,0
а
25,2
23,7
38,9
Н-126-67
т-8
6,5
а
27,2
35,2
40,2
Н-126067
т-10
6,0
а
30,1
38,4
434
Н-126-67
т-12
64
а
25,2
33,7
38,9
Н-126-67
т-17
64
а
27,9
35,7
40,6
Н-126-67 т-22
8,0
б
39,2
473
52,4
Н-126-67
т-23
44
в
31,6
44,0
50,7
Н-126-67 т-24
5,0
в
28,7
40,1
46,3
Н-126-67 т-26
4,5
д
26,9
34,1
38,1
Н-126-67
т-27
5,0
д
24,0
313
35,2
Н-126-67
т-29
6,0
а
21,4
26,7
30,6
Н-126-67
т-31
64
д
25,4
31,7
35,6
Н-126-67
т-32
5,5
е
22,7
29,9
33,8
Н-126-67 т-35
7,0
ж
283
344
384
Н-126-67
т-37
74
г
33,3
394
434
Н-126-67
т-39
6,0
а
26,9
35,2
40,4
Н-126-67 т-40
6,0
а
28,8
37,2
42,4
т-41
6,0
а
30,6
38,9
44,1
1-126-67
Примечание: 1. Изменение профиля расстрелов с двутаврового на прямоугольный
(удлиненный по потоку) снижает общее сопротивление ствола на 25%. 2. Увеличение
расстояния между расстрелами с 2 до 5 или до 8 м снижает аэродинамическое сопротивление
ствола соответственно на 20 или 40%.
3. Удаление центрального ряда расстрелов снижает сопротивление ствола на 50%.
4. Замена боковых расстрелов кронштейнами и консолями снижает сопротивление ствола на
50%.
Рис. П.7.2. Схема армировки стволов к табл. П.7.3
Таблица П.7.4
Стволы, закрепленные бетоном, при расстоянии между расстрелами 3125 мм
Тип
Схема
Характеристика
Характеристи- Продоль- α·104,
ствола
армиствола
ка
ный каkμ· м4
ровки
лестничного
либр
(рис.
отделения
расстрелов
П.7.2)
Клетевой
с двумя
клетями
а
Две опрокидные клети
на 2-тонные вагонетки
с лестничным и
трубным отделениями
Лестничные
полки через 4
м, обшивка
вразбежку
16
50
25
39
Полки через
3,125 м, обшивка вразбежку внутри
лестничного
отделения
25
42
Полки через
3,125 м без
обшивки
25
46
Полки через
25
3,125 м,
сплошная обшивка со стороны подъема
37
Лестничное
отделение
отсутствует
25
33
Полки сплош- 25
ные через 4 м,
обшивка
вразбежку
38
То же, но трубное и
лестничное отделения
отсутствуют
Скиповый б
ствол для
глубокой
шахты
Четыре 12-тонных
скипа, имеется
трубное отделение
Клетевой
с двумя
клетями
в
Две неопрокидные
клети на 3-тонную
вагонетку, имеется
трубное отделение
Клетевой
с двумя
подъемами
г
Две клети опрокидные Лестничное
на 2-тонные
отделение
вагонетки, одна опотсутствует
рокидная с противовесом, имеется
трубное отделение
25
45
Два 4-тонных скипа
27,5
33
Скиповый Д
с двумя
скипами
Лестничные
полки решетчатые через
3,125 м, обшивка
вразбежку
Полки сплош- 27,5
ные через
3,125 м, обшивка вразбежку
37
Лестничное
отделение
отсутствует
29
Рис. П.7.3. Схема армировки стволов к табл. П.7.4
Таблица П.7
Значения коэффициента α для наклонных стволов,
закрепленных сборными железобетонными
ребристыми плитами со средней стойкой
Характеристика крепи
Ширина Высота
Площадь
плит, м
выступов сечения
шерохова- ствола, м2
тости, м
27,5
Продольα·104,
ный калибр kμ· м4
крепи
Сплошная замкнутая
крепь прямоугольного
очертания:
— для главного ствола с
углом падения 300
0,32
0,08
6,14
4,0
47,7
— для главного ствола с
углом наклона
60°
0,32
0,09
6,6
3,6
45,0
— для вспомогательного 0,32
ствола с углом наклона
30°
0,09
6,6
3,6
46,3
— для вспомогательного 0,32
ствола с углом наклона
60°
0,09
6,6
3,6
48,8
Таблица П.7.6
Стволы, закрепленные деревом, восстающие гезенки, скаты
Характеристика выработки
Сечение, м2
α·104,
kμ· м4
Ствол с тремя отделениями — два подъемных и одно лестничное,
крепь сплошная венцовая:
воздух движется по всем
отделениям
4,24
33
воздух движется по двум
отделениям
2,38
20
Ствол с тремя отделениями —
два подъемных и одно
лестничное, крепь — подвесная
4,78
32
Ствол с четырьмя отделениями,
из которых одно лестничное,
крепь — подвесная. Воздух
движется по трем отделениям
6,4
41
Полевой, восстающий, закреплен сплошной венцовой крепью, три
отделения:
воздух движется по двум
отделениям
3,46
53
воздух движется по одному
отделению
3,77
66
Восстающий, закреплен
сплошной венцовой крепью, три
отделения, воздух движется по
всем отделениям
3,66
55
Восстающий, закреплен
сплошной венцовой крепью, три
отделения
3,29
53
Гезенк с площадками в ходовых
отделениях
—
47
1,95
20
Скат:
с ходовым отделением
с рудоспускным отделением
1,80
16
Примечание. 1. При подсчете депрессии восстающего гезенка (ската) за его сечение следует
принимать сумму сучений всех отделений в свету, не вычитая площади, занимаемой
лестничными полками. За периметр следует принимать сумму периметров всех отделений.
2. При подсчете депрессии шахтных стволов за площадь следует принимать всю площадь
сечения ствола за вычетом площади лестничного отделения. Периметр следует
подсчитывать, также не учитывая периметра лестничного отделения.
П.7.2. Коэффициенты аэродинамического сопротивления скважин малого диаметра
Таблица П.7.7
Значение удельного аэродинамического сопротивления скважины малого диаметра
Характеристика скважины Сопротивление 1 м скважины диаметром 1м
0,15 0,17
0,20
0,25
0,30
Обсажена трубами,
а=2,9*10-4
24,8 13,2
5,9
1,9
0,8
Без обсадки трубами,
а=4,2*10-4
36,0 19,2
8,5
2,8
1,1
П.7.3. Коэффициенты аэродинамического сопротивления вентиляционных скважин
приведены в табл.П.7.8.
П.7.4. Коэффициенты аэродинамического сопротивления горизонтальных и наклонных
выработок
Таблица П.7.8
Скважины большого диаметра при бурении их реактивно-турбинным способом
α·104 скважин при диаметре d, м
Срок
службы
скважин, до 0,5 0,6 0,7 0,8 1,0 1,2 1,4 1,6 1,8 24 23 2,4 2,6 2,8 3,0 3,2 3,4 3,6 3,8 4,0
лет
0,4
1
2,8 2,7 2,6 2,5 2,4 2,3 2,2 2,1 2,1 2,0 2,0 1,9 1,9 1,9 1,8 1,8 1,8 1,7 1,7 1,7 1,7
2
3,3 3,1 3,0 2,9 2,8 2,7 2,6 2,5 2,4 2,3 2,3 2,2 2,2 2,1 2,1 2,0 2,0 2,0 2,0 1,9 1,9
3
3,8 3,6 3,4 3,3 3,2 3,0 2,9 2,8 2,7 2,6 2,5 2,5 2,4 2,4 2,3 2,3 2,3 2,2 2,2 2,2 2,1
4
4,3 4,1 3,9 3,7 3,6 3,4 3,2 3,1 3,0 2,9 2,8 2,8 2,7 2,6 2,6 2,5 2,5 2,5 2,4 2,4 2,4
5
4,9 4,6 4,3 4,4 4,0 3,7 3,6 3,4 33 3,2 3,2 3,0 2,9 2,9 2,8 2,8 2,7 2,7 2,6 2,6 2,6
6
5,4 5,4 4,8 4,6 4,4 4,1 3,9 3,7 3,6 3,5 3,4 3,3 3,2 3,1 3,1 3,0 2,9 2,9 2,9 2,8 2,8
7
6,0 5,6 53 5,0 4,8 4,5 4,3 4,1 3,9 3,8 3,7 3,6 3,4 3,4 3,3 3,2 3,2 3,1 3,1 3,0 3,0
8-10
6,5 6,0 5,6 5,3 5,1 4,8 4,5 4,3 4,2 4,0 3,9 3,8 3,7 3,6 3,5 3,4 3,4 3,3 3,2 3,2 3,1
Таблица П.7.9
Незакрепленные горные выработки
Характеристика выработки
α·104,
kμ· м4
Выработка, проведенная по породе:
вкрест простирания
10
по простиранию
8
Выработка, проведенная по углю:
без подрывки
5-6
с подрывкой
7-8
Выработка, у которой: шероховатость стен и почвы
одинаковая
6-8
шероховатость такая же, как у почвы при сильном
засорении
10-15
Печи и просеки
8
.
Таблица П.7.10
Выработки, закрепленные неполными деревянными рамами прямоугольного или
квадратного сечения
Сечение Характеристика крепи Значение α·104, kμ· м4 , при расстоянии
выработмежду центрами рам (ребер),м
ки, м2
высота
ширина ра- 0,5
0,75
1,0
1,5
рамы
мы (ребра),
(ребра), м
м
5,0
0,25
0,25
7
12
16
25
5,0
0,25
0,25
12
18
22
26
5,0
0,25
0,25
15
21
26
29
6,0
0,10
0,25
10
15
17
17
6,0
0,10
0,15
16
20
20
18
6,0
0,10
0,10
21
25
24
22
Примечание. Уменьшение продольного калибра, применение сплошной затяжки с заменой
деревянных верхняков на двутавровые балки или рельсы снижает а на 20%.
Таблица П.7.11
Выработки, закрепленные арочной крепью или неполными крепежными рамами из
металлических двутавровых балок
Сечение
Номера
выработки, двутавровых
м2
балок
5,0-6,7
8,0-10,2
Значение α·104, kμ· м4 , при продольном
калибре крепи, равном
3
4
5
6
12
18
21
26
31
14
20
25
30
34
16
22
28
33
32
18
24
31
37
45
20
26
33
39
49
12
16
20
23
26
14
18
22
26
30
16
20
24
29
33
18
22
27
31
37
20
23
29
34
41
Таблица П.7.12
Выработки, закрепленные деревом и арочной металлической крепью
Значение α·104, kμ· м4 , для выработок, закрепленных
неполными крепежными
рамами из круглого леса
19
арочной металлической крепью из
специального взаимозаменяемого профиля
прямого выгиба при расстоянии между
рамами, м
0,5
0.75-1,2
22
20
Примечание. Для сечений менее 4,6 м2 а- 104 следует увеличивать на 10-20%.
Таблица П.7.13
Выработки, закрепленные крепежными рамами
из железобетонных круглых стоек с верхняками
из металлических двутавровых балок
Сечение
Диаметр
Значение α·104, kμ· м4 , при продольном калибре крепи,
выработкрепи, см равном
2
ки, м
2
3
4
5
6
3
15
18
20
23
27
29
3
20
20
23
28
30
33
4
15
16
19
22
24
27
4
20
19
22
25
28
30
6
15
15
18
20
22
24
6
20
18
19
23
25
28
8
15
14
16
19
22
23
8
20
16
19
23
24
27
10
15
14
16
18
20
23
10
20
16
18
22
23
25
12
15
14
16
17
19
23
12
20
16
18
19
22
25
14
15
14
15
16
18
22
14
20
16
17
18
22
24
Таблица П.7.14
Выработки, закрепленные неполными крепежными рамами из круглого леса с одним рядом
стоек посередине сечения
Диаметр стоек, Значение α·104, kμ· м4 , при продольном калибре крепежных рам и
см
стоек, равном
4
6
8
18
54
50
47
20
55
52
49
24
57
54
51
Примечание. Таблица составлена для сечения S — 4 м2; для S = 6 м2 значения
коэффициентов следует уменьшить на 3.
П.7.5. Коэффициенты аэродинамического сопротивления горизонтальных и наклонных
выработок, оборудованных конвейерами
Значения ак в этих условиях определяются по формуле
ак = а (S3 / S3 ж)
где ак — коэффициент аэродинамического сопротивления выработки, оборудованной
конвейером;
а— коэффициент аэродинамического сопротивления этой же выработки, но без конвейера;
принимается в зависимости от типа крепи по таблицам данного каталога;
S ж — сечение выработки в свету (без сечения конвейера), м2
Таблица П.7.15
Выработки без крепи или закрепленные бетоном, кирпичом, тюбингами или блоками
Выработки
Коэффициент
α·104, kμ· м4
Без крепи:
пройденные вкрест простирания пород
10
то же по простиранию
8
штреки по углю правильной формы без подрывки
5-6
то же с подрывкой
7-8
печи, просеки
8
Закрепленные сплошным бетоном, металлобетоном или
железобетоном:
гладким (оштукатуренным)
3-4
негладким
5-7
Закрепленные кирпичом: неоштукатуренным
3-4
оштукатуренным
2,5-3
Закрепленные крепью:
тюбинговой гладкой КТАГ (НИИОМШС) и ГТК
(КузНИИшахтострой)
5-6
блочной
5-6
Бутовая кладка
80-200
Таблица П.7.16
Выработки, закрепленные железобетонной рамной крепью
Крепь
Сечение
Расстояние
ПроКоэффициент
выработ- между осями
дольα·104, kμ· м4
ки, м2
рам или ширина ный каплиты, м
либр
крепи
5,1
Железобетонная
0,55
3,66
10,4
трапециевидная
рамная из стоек и
верхняков
прямоугольного
сечения с
разгружающими
консолями с
железобетонными
затяжками (выработка
загромождена)
5,1
0,75
5,00
12,9
5,1
1,00
6,70
20,6
5,1
1,14
7,70
18,6
5,1
1,50
10,00
18,0
4,8
1,00
6,67
20,8
Таблица П.7.17
Выработки, закрепленные арочной металлической
крепью из специального взаимозаменяемого
профиля прямого выгиба
Сечение выработки Значение α·104, kμ· м4 , при расстоянии между арками,
после осадки, м2
м
0,5
0,75
1,0
1,2
4,9
21,0
20,0
19,0
19,0
5,2
21,0
20,0
19,0
19,0
6,9
22,0
20,0
20,0
19,0
7,1
22,0
21,0
20,0
19,0
8,9
23,0
21,0
20,0
20,0
11,2
23,0
21,0
20,0
20,0
12,7
23,0
21,0
20,0
20,0
16,4
22,0
20,0
19,0
19,0
Таблица П.7.18
Выработки, закрепленные арочной металлической
трехзвеньевой крепью из специального взаимозаменяемого
профиля обратного выгиба
Сечение выработки Значение α·104, kμ· м4 , при расстоянии между
после осадки, м2
арками, м
0,5
0,75
1,0
1,2
4,9
17,0
17,0
16,0
16,0
5,2
18,0
17,0
16,0
16,0
6,0
18,0
17,0
17,0
16,0
7,1
19,0
18,0
17,0
16,0
8,9
19,0
18,0
17,0
17,0
11,2
19,0
18,0
17,0
17,0
12,7
19,0
18,0
17,0
17,0
16,4
18,0
17,0
16,0
16,0
Примечание. В выработках, закрепленных арочной 1 металлической крепью из специального
взаимозаменяемого профиля обратного выгиба и дополнительными затяжками,
закладываемыми за фланцы спецпрофиля, а снижается в 1,5 раза. При этом требуется точно
выдерживать расстояние между арками ввиду малых размеров фланцев.
Таблица П.7.19
Выработки с новыми видами крепи
Вид крепи
Характеристика выработки Сечение выα·104, kμ·
2
работки, м
м4
Монолитный
бетон
Имеются поперечные и
продольные швы от
опалубки, в выработке расположены кабельные
кронштейны и две трубы
диаметром 100 и 200 мм
13,5
5,4
Торкрет-бетон
Породы крепкие,
трещиноватые, стенки
весьма шероховатые; в выработке расположены
четыре трубопровода,
кабель со светильниками
(через 10 м)
15,4
1
Породы крепостью f= 8-12,
трещиноватые с углом
падения β =30-40°,
шероховатость стенок
мелкая, сглажена торкретбетоном, почва ровная
10,2
18,2
Породы крепостью f= 8-12,
β = 50°, стенки очень
шероховатые, мелкие
выступы расположены
против потока воздуха; в
выработке расположены 2
трубопровода
7,6
18,8
Торкрет-бетон,
два слоя
Породы крепостью f =14-16, 8,9
β = 40-50°, сильно развита
трещиноватость, мелкие
выступы сглажены двумя
слоями торкрет-бетона, в
выработке расположены два
трубопровода и три кабеля
на крючьях
103
Породы крепостью f =16, β = 15,8
52-55°, мелкозернистые,
плотные, массивные,
наблюдается зона
рассланцевания, в выработке
расположены пять кабелей
на крючьях, через 10 м
светильники, два трубопровода
14,6
Анкерная и
торкрет-бетон
Кровля закреплена анкерами 163
в пять рядов, бока и кровля
покрыты торкрет-бетоном
15,7
Анкерная с
проволочной
сеткой и торкрет-бетоном
Породы крепостью f = 1012,
β =38-40°, трещиноватые,
легко отслаиваются, стенки
сильно шероховатые, почва
ровная
11,8
Анкерная с
проволочной
сеткой
Породы крепостью f = 8-10, 9,4
трещиноватые, β = 40-70°,
почва ровная. В выработке
расположены два трубопровода, девять кабелей и
светильники через 5 м.
Висячий бок и кровля
затянуты сеткой и закреплены шестью-восемью
рядами анкеров
9,4
Анкерная
Породы крепостью f = 8-10,
β = 56-70°, выступы мелкие.
Кровля закреплена пятью
рядами анкеров
8,2
9,9
10,0
Примечание. 1. Для схем армировки стволов, не вошедших в Руководство, значение а • 104
следует принимать по справочнику «Рудничная вентиляция» под редакцией К. 3. Ушакова
(М: «Недра», 1988). 2. Значения коэффициентов аэродинамического сопротивления для
отдельных типов крепи, применяемых в бассейнах и не нашедших отражения в Руководстве,
следует принимать по справочнику «Рудничная вентиляция».
ПРИЛОЖЕНИЕ 8. Определение устойчивости проветривания выемочного участка и
оформление результатов проверки устойчивости
П.8.1. Пример определения устойчивости проветривания опытным путем
Порядок проведения измерений по определению устойчивости рассмотрим на примере 15-й
восточной лавы (сложная диагональ 9-34-35-36) для условий шахты № 7-бис (рис. П.8.1).
Определяющими ветвями для сложной диагонали 9-34-35-36 являются шлюзы 34-35, 7-36 и
двери в ходке водосборника 7-36. Два наблюдателя производят замеры скорости воздуха и
определяют его направление в ветви 34-35.
Два других наблюдателя производят открывание сначала одних дверей, например, шлюза на
штреке (7-36), затем других дверей в ходке водосборника (7-36) между стволами и т.д. Все
замеры обрабатываются и сводятся в таблицу (см. настоящее Руководство, приложение 8)
«Акта проверки устойчивости проветривания».
На основании анализа результатов измерения устанавливаем, что расход воздуха не только
уменьшился более чем в два раза, но и имеет место опрокидывание струи в диагонали 9-3435-36 при открывании дверей шлюза на штреке 7-34. Так как последние открываются
довольно часто в связи с небольшим расстоянием между наклонными стволами при
пропуске грузов, то воздух в лаве периодически изменяет направление движения.
Из-за трудности наблюдения за дверями в ходке водосборника последние также иногда
бывают открыты, что приводит к прекращению движения воздуха в лаве. При открытых
дверях шлюза 34-35 в лаве идет 62% расчетного воздуха.
Рассмотренные опрокидывания вентиляционной струи в 15-й восточной лаве могут иметь
место при нормальном ведении эксплуатационных работ, то есть струя является
неустойчивой по расходу и направлению (III категория).
Для обеспечения необходимой устойчивости струи в диагонали, то есть предотвращения ее
опрокидывания при нормальном режиме проветривания, следует регулировочное окно с
определяющей ветви 36-20 перенести на диагональ, устано-
Рис. П.8.1. Схема проветривания шахты № 7-бис: а — схема вентиляции шахты; б — схема
вентиляционных соединений
вить его на ветви 35-36 (вентиляционный штрек); обеспечить механическую блокировку
дверей шлюза на штреке между наклонными стволами (7-36), которая бы исключала
одновременное открывание их, вывод информации о положении дверей на пульт диспетчера
(оператора АКМ) и отключение электроэнергии с токоприемников на участке при
одновременно открытых дверях шлюза; оборудовать дверь в ходке водосборника затвором,
исключающим самопроизвольное ее открывание, и механической блокировкой.
Утверждаю Главный инженер шахты
«__» _________19_ г.
АКТ
проверки устойчивости проветривания
_______ лавы пласта __________
Комиссия в составе:
1. ______________ председатель, нач.участка ВТБ
2. ______________представитель ГВГСС
3. ______________ горный мастер
В результате шахтного эксперимента (см. таб.) установила
№
Режим проветривания Расход воздуха
В % от Q,
п/п
(м3/с) и его
рассчитанного
направление (+, - по газу
)
1.
Нормальный (фактический расход)
2.
Открыты двери шлюза
3.
Открыты двери шлюза
Примечание
что проветривание _________________ лавы пласта
(устойчиво по расходу и направлению, неустойчиво по расходу, неустойчиво по
расходу и направлению)
Для повышения устойчивости выполнить следующие мероприятия:
1.
2.
3.
Подписи
СОДЕРЖАНИЕ
1. Общие положения
1.1. Геологоразведочные организации
1.2. Угольные шахты
1.3. Проектные организации
1.4. Научно-исследовательские институты
1.5. Служба ГВГСС
2. Порядок проектирования вентиляции угольных шахт
2.1. Проектирование вентиляции новых шахт и на период строительства
2.2. Проектирование вентиляции реконструируемых шахт и новых горизонтов на
действующих шахтах
3. Прогноз метанообильности выработок угольных шахт
3.1. Общие положения
3.2. Прогноз метанообильности тупиковых выработок
3.3. Прогноз метанообильности выемочного участка
3.4. Прогноз метанообильности шахты
4. Прогноз
углекислотообильности
выработок угольных шахт
4.1. Прогноз углекислотообильности тупиковых выработок
4.2. Прогноз углекислотообильности выемочных участков
4.3. Прогноз углекислотообильности шахты
5, Проектирование проветривания стволов и тупиковых выработок
5.1. Схемы проветривания стволов и тупиковых выработок
5.2. Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок и вертикальных
стволов
5.3. Выбор средств проветривания тупиковых выработок
6. Проектирование проветривания выемочных участков
6.1. Схемы проветривания выемочных участков
6.2. Расчет расхода воздуха для проветривания выемочных участков
6.3. Расход воздуха для проветривания выемочного участка при изолированном отводе МВС
за его пределы, выбор средств отвода и меры безопасности
7. Максимально допустимая нагрузка на очистной забой по газовому фактору
7.1. Для очистных выработок типа лав по природной метаноносности угольных пластов
7.2. Для очистных выработок типа лав по фактической метанообильности
8. Проектирование проветривания шахты
8.1. Способы и схемы проветривания шахты
8.2. Расчет расхода воздуха для проветривания шахты в целом
8.3. Подача вентиляционных установок
8.4. Допустимые отклонения результатов измерений расхода воздуха от расчетных значений
9. Расчет депрессии шахт
9.1. Общешахтная депрессия
9.2. Размещение и расчет регуляторов расхода воздуха в горных выработках
10. Проектирование главных вентиляционных установок
10.1. Вентиляторы для одиночной работы
10.2. Вентиляторы для совместной работы
11. Устойчивость проветривания шахт
11.1. Основные понятия и определения
11.2. Определение устойчивости проветривания
11.3. Основные пути повышения устойчивости проветривания
12. Воздухонагревательные (калориферные) установки
12.1. Общие технические требования к воздухо-нагревательным установкам
12.2. Методика проектирования шахтных безвентиляторных и вентиляторных
воздухонагревательных установок
13. Совершенствование вентиляции действующих шахт
14. Использование ЭВМ для расчета вентиляции угольных шахт
Приложение 1. Аэродинамические характеристики вентиляторов
Приложение 2. Классификация схем проветривания вентиляционных и выемочных участков
Приложение 3. Способы предупреждения и ликвидации слоевых и местных скоплений
метана в горных выработках средствами вентиляции
Приложение 4. Методика расчета технических возможностей шахты по вентиляции
Приложение 5. Примеры расчета расхода воздуха для проветривания шахты и нагрузки на
очистной забой
Приложение 6. Расчет депрессии канала вентиляционной и воздухонагревательной
установки
Приложение 7. Каталог значений коэффициентов аэродинамического сопротивления горных
выработок
Приложение 8. Определение устойчивости проветривания выемочного участка и
оформление результатов проверки устойчивости